固-熱-氣耦合作用下含瓦斯低透煤的滲流規(guī)律

劉 剛， 肖福坤， 于 涵， 侯志遠(yuǎn)， 趙榮欣， 龐建寶

(1.黑龍江科技大學(xué) 黑龍江省煤礦深部開采地壓控制與瓦斯治理重點實驗室，哈爾濱 150022； 2.黑龍江科技大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院， 哈爾濱 150022)

固-熱-氣耦合作用下含瓦斯低透煤的滲流規(guī)律

劉 剛1， 肖福坤1， 于 涵2， 侯志遠(yuǎn)2， 趙榮欣2， 龐建寶2

(1.黑龍江科技大學(xué) 黑龍江省煤礦深部開采地壓控制與瓦斯治理重點實驗室，哈爾濱 150022； 2.黑龍江科技大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院， 哈爾濱 150022)

為防治煤與瓦斯突出災(zāi)害，利用自行研制固-熱-氣耦合真三軸裝置，系統(tǒng)分析了不同溫度場、主應(yīng)力場、瓦斯壓力和卸載速度對含瓦斯煤滲流特性的影響，建立了滲透率與各因素的定性與定量關(guān)系，深入剖析了各種卸載路徑下含瓦斯煤滲透特性的變化規(guī)律。結(jié)果表明：卸載前后，含瓦斯煤滲透率隨著溫度和水平方向應(yīng)力的增加均呈負(fù)指數(shù)的變化趨勢，且卸載過程對滲透率影響逐漸降低。隨著瓦斯壓力的增加，滲透率呈“V”字型變化，且加卸載滲透率變化量很小。不同卸壓速度下，加載時，滲透率基本保持不變；卸載時，含瓦斯煤滲透率隨著卸壓速度的增加呈現(xiàn)Gauss函數(shù)變化趨勢，可分為降低區(qū)、穩(wěn)定增長區(qū)、減速增長區(qū)和穩(wěn)定區(qū)四個區(qū)間。綜合分析得到了在復(fù)雜應(yīng)力路徑下卸荷煤樣滲透率定量公式。

瓦斯； 滲流； 卸載速度； 固-熱-氣耦合； 真三軸

0 引 言

煤炭地下開采中可能發(fā)生動力災(zāi)害[1]，其中煤與瓦斯突出發(fā)生概率大、造成危害強(qiáng)度大、治理較困難，已經(jīng)成為制約我國地下煤礦開采產(chǎn)業(yè)發(fā)展的主要問題之一[2]。治理瓦斯有效且直接的辦法是瓦斯抽采，而抽采的關(guān)鍵是煤巖體滲透率的大小。我國煤層滲透率普遍較低[3]，以0.1～1.0 mD等級為主。在煤礦開采過程中，工作面前方煤體受支架和動壓共同影響，一直處于加載和卸載狀態(tài)。近年，隨采深的增加，地應(yīng)力不斷增大，地溫不斷增高(梯度大約在30～50 ℃/km)，煤層滲透率不斷降低，致使瓦斯抽采受到嚴(yán)重阻礙，而瓦斯含量和瓦斯壓力不斷增大，發(fā)生災(zāi)害可能性不斷加大。因此，了解深部煤體的瓦斯?jié)B流情況尤為重要。

煤礦開采時，卸荷更容易引起煤體失穩(wěn)破裂，目前，國內(nèi)外學(xué)者對煤巖體在卸荷條件下失穩(wěn)破壞進(jìn)行了深入研討，取得了一系列的成果。文獻(xiàn)[4-8]對不同初始圍壓、瓦斯壓力、軸壓和固液耦合條件下，含瓦斯煤巖力學(xué)和瓦斯?jié)B流特性進(jìn)行了研究。文獻(xiàn)[9-12]對含瓦斯煤的滲透率與軸向壓力、多級式卸圍壓、溫度、瓦斯壓力、全應(yīng)力應(yīng)變過程等進(jìn)行了定性與定量分析。文獻(xiàn)[13-15]研究了加載和卸載過程中煤巖體變形特性與滲透特性關(guān)系和三軸條件下溫度場變化對滲透特性的影響。文獻(xiàn)[16-19]從能量轉(zhuǎn)化角度分析煤巖體損傷破壞過程，為滲流研究提供了夯實的基礎(chǔ)數(shù)據(jù)。但上述研究均是在單軸和偽三軸的條件下進(jìn)行的，而在煤礦開采過程中，煤層中煤體處于三向應(yīng)力狀態(tài)下，煤巖體力學(xué)性質(zhì)、溫度、地應(yīng)力、瓦斯壓力和工作面推進(jìn)速度都是影響工作面前方煤體滲透特性的重要因素，因此，筆者研究了不同卸荷條件下固-熱-氣耦合真三軸低透煤的瓦斯?jié)B流特性。

1 實驗裝置

實驗采用黑龍江省煤礦深部開采地壓控制與瓦斯治理重點實驗室和海安華達(dá)石油儀器有限公司聯(lián)合研制的固-熱-氣耦合三軸伺服實驗裝置。該設(shè)備可對煤巖體在不同地應(yīng)力場、溫度場、瓦斯壓力下的滲流特性進(jìn)行模擬。實驗裝置主要由六部分組成：伺服加載系統(tǒng)、應(yīng)力應(yīng)變測量系統(tǒng)、氣體壓力供給系統(tǒng)、溫度控制系統(tǒng)、流量監(jiān)測系統(tǒng)及計算機(jī)采集控制系統(tǒng)。伺服加載系統(tǒng)由三向加載泵和夾持器組成，應(yīng)力應(yīng)變測量系統(tǒng)由應(yīng)力傳感器和位移傳感器組成，氣體壓力供給系統(tǒng)由高壓瓦斯氣瓶和減壓閥門組成，溫度傳感控制系統(tǒng)由恒溫箱和溫度傳感器組成，所有數(shù)據(jù)均由計算機(jī)控制程序自動采集和記錄。固氣耦合實驗裝置如圖1a所示，工程模型和實驗?zāi)Ｐ蛯?yīng)受力狀態(tài)如圖1b所示。

1 高壓瓦斯氣瓶； 2 壓力變； 3 加壓閥； 4 壓力調(diào)節(jié)系統(tǒng)； 5 進(jìn)氣管道； 6 出氣管道； 7 恒溫箱； 8流量監(jiān)測系統(tǒng)； 9 計算機(jī)采集控制系統(tǒng)； 10 真三軸夾持器； 11 油泵； 12 應(yīng)力應(yīng)變溫度傳感器

b 夾持器抽象應(yīng)力場分布

2 實驗方案與條件

2.1 試樣采集與制備

實驗煤塊取自雞西某礦西一采區(qū)11#煤層，該煤層瓦斯涌出量較大，煤體滲透率較低，抽采難度大，且發(fā)生過多次煤與瓦斯突出事故。該煤層開采深度超過700 m，煤質(zhì)質(zhì)軟、易碎，標(biāo)準(zhǔn)煤樣加工困難，故實驗選取成型煤樣。雖然原煤和型煤的滲透率在數(shù)值上有很大差異，但由尹光志等[4]的實驗可知兩者的變化規(guī)律一致，用型煤代替原煤研究煤巖體滲流特性是可行的。成型煤樣的制作過程為：將現(xiàn)場取得煤塊用粉碎機(jī)粉碎，分樣篩篩取0.18～0.25 mm的煤粉，加適量水混合均勻后置于50 mm×50 mm×130 mm模具中，在TAW-2000KN微機(jī)控制電液伺服巖石三軸剛性實驗系統(tǒng)上以100 MPa壓強(qiáng)保載30 min，脫模后在120 ℃烘箱中烘干24 h，放置在干燥器中，以備實驗使用。

2.2 實驗方案

煤體在地下空間為三向不等應(yīng)力狀態(tài)，煤礦開采過程中，受采動影響，應(yīng)力重新分布，掌子面附近處于卸荷狀態(tài)，隨著采深的增加，溫度與瓦斯壓力不斷增大，以上條件是促使煤與瓦斯突出的主要因素，解決該問題的關(guān)鍵是研究應(yīng)力、卸荷速度、溫度、瓦斯壓力與滲透率之間的關(guān)系?；緦嶒灢襟E如下：

(1)將編號方形煤樣裝入真三軸夾持器，安裝加載壓頭，傳感器及瓦斯加載線路。擰緊螺絲，檢查各連接點，確保密封性。

(2)用真空泵將試樣連續(xù)抽真空1 h，打開閥門，持續(xù)通瓦斯1 h，使試樣及管路處于飽和瓦斯?fàn)顟B(tài)，用手動加載裝置對真三軸工作面推進(jìn)方向、垂直方向預(yù)加微小的力，然后通過伺服泵加載至預(yù)定值。調(diào)節(jié)瓦斯壓力至預(yù)定值。

(3)將恒溫箱加熱器及風(fēng)扇打開，設(shè)置至預(yù)定值，溫度保持1 h。水平方向以設(shè)定速度進(jìn)行卸載，測量滲透率。

(4)重復(fù)以上步驟，完成不同路徑下的滲流特性實驗。

2.3 實驗路徑

為了研究不同情況下含瓦斯煤體的滲透率規(guī)律，考慮煤礦現(xiàn)場實際，預(yù)定應(yīng)力σx=2.0 MPa，σy=1.5 MPa，σz=1.0 MPa，瓦斯壓力p=0.3 MPa，溫度t=30 ℃，卸載速度v=0.006 MPa/s，分別進(jìn)行如下路徑實驗：

路徑1保持σy、σz、p和v不變，t從30 ℃以10 ℃為階梯增加到70 ℃，溫度改變，更換新試樣，溫度恒定0.9 h后，以恒定速度v卸載σx，研究溫度變化和卸載前后煤體的滲流特性。

路徑2保持t、σy、σz、p和v不變，σx從2.0 MPa以3.0 MPa為階梯增加到14.0 MPa，每增加一次σx，更換新煤樣，σx恒定0.9 h后，以恒定速度v卸σx，研究不同應(yīng)力卸載下煤體的滲流特性。

路徑3保持t、σy、σz和v不變，p從0.3 MPa以0.3 MPa為階梯增加到1.5 MPa，瓦斯壓力改變更換新煤樣，σx恒定0.9h后，以恒定速度v卸σx，研究不同瓦斯壓力下煤體的滲流特性。

路徑4保持t、σy、σz和p不變，σx恒定一段時間后，以變速度v卸載σx，v以0.003 MPa/s為階梯，增加到0.018 MPa/s。改變卸載速度即更換新煤樣，研究不同卸載速度下煤體的滲流特性。

3 結(jié)果與分析

3.1 滲透率計算方法

實驗在恒溫箱中進(jìn)行，且型煤可以看成各向同性的，故滿足達(dá)西定律的假設(shè)條件，依據(jù)達(dá)西定律，得到實驗中煤的滲透率K計算式(1)：

(1)

式中：K——滲透率，m2；

A——煤樣橫截面積，m2；

L——煤樣的長度，m；

q——煤樣瓦斯流動速度，m3/s；

μ——瓦斯氣體黏性系數(shù)，μ=1.087×10-11MPa·s；

p0——實驗時的大氣壓，Pa；

p1——進(jìn)口瓦斯壓力，MPa；

p2——出口瓦斯壓力，MPa。

3.2 溫度對煤樣滲透率的影響

瓦斯壓力、卸載速度和主應(yīng)力均不變情況下，開展溫度對煤樣滲透率影響的研究。對實驗數(shù)據(jù)進(jìn)行擬合，得到加載卸載溫度與滲透率的關(guān)系，其中，滲透率與溫度符合負(fù)指數(shù)分布，如式(2)所示：

K=ae-bt，

(2)

式中：t——溫度，℃；a、b——擬合參數(shù)。

圖2為不同溫度含瓦斯煤真三軸加卸載過程滲透率的變化曲線。由圖2可知，當(dāng)溫度由30 ℃升至70 ℃時，滲透率隨溫度的增加而逐漸降低。這主要是由于溫度增加，煤體的骨架出現(xiàn)熱漲現(xiàn)象，而周圍應(yīng)力場限制煤樣膨脹，致使煤樣原始孔隙、微裂隙在溫度場作用下被壓密，瓦斯流動的管道遭到阻塞，有效通道減少，滲透率降低。通過兩條曲線間距離可知，溫度較低時，卸載過程對溫度較敏感，隨著溫度升高，卸載過程對滲透率影響越來越弱。

3.3 主應(yīng)力對煤樣滲透率的影響

瓦斯壓力、卸載速度和溫度均不變情況下，開展主應(yīng)力對煤樣滲透率影響的研究。對實驗數(shù)據(jù)進(jìn)行擬合，得到加載、卸載主應(yīng)力與滲透率的關(guān)系，其中，滲透率與主應(yīng)力符合負(fù)指數(shù)分布，如式(3)所示：

K=ce-dσx，

(3)

式中：σx——主應(yīng)力，MPa；c、d——擬合參數(shù)。

圖3為加卸載過程中含瓦斯煤樣主應(yīng)力對滲透率的影響曲線。由圖3可知，滲透率隨主應(yīng)力增加呈現(xiàn)先快速減小后緩慢減小的變化趨勢。這主要由于煤樣初期孔隙、微裂隙較大，滲透率較高。隨著主應(yīng)力的增大，孔隙、裂隙快速閉合，滲透率快速下降。達(dá)到一定應(yīng)力后，僅存的少部分孔隙、微裂隙只有在較高應(yīng)力下才能達(dá)到閉合條件，所以滲透率呈現(xiàn)緩慢降低的趨勢。

在不同主應(yīng)力下進(jìn)行卸載，通過圖3可知，隨著卸載的增加，滲透率呈現(xiàn)降低的趨勢。其理論與加載時刻相近，主要由于壓密作用影響。通過對加卸載差值分析可知，隨著主應(yīng)力的增大，在相同卸載速度、瓦斯壓力和溫度下，滲透率敏感性逐漸降低。加載、卸載和其差值曲線的趨勢均符合指數(shù)函數(shù)變化規(guī)律。

圖3 加卸載過程中主應(yīng)力對滲透率的影響

3.4 瓦斯壓力對煤樣滲透率的影響

三向應(yīng)力、卸載速度和溫度均不變情況下，開展瓦斯壓力對煤樣滲透率影響的研究。對實驗數(shù)據(jù)進(jìn)行擬合，得到加載瓦斯壓力和卸載瓦斯壓力與滲透率的關(guān)系，其中，滲透率與瓦斯壓力符合二次多項式分布，如式(4)所示：

K=e+fp+gp2，

(4)

式中：p——瓦斯壓力，MPa；e、f、g——擬合參數(shù)。

圖4為不同瓦斯壓力下含瓦斯煤滲透率變化曲線。由圖4可知，無論加載還是卸載，煤樣滲透率均呈“V”字型變化規(guī)律。瓦斯壓力在0.3～0.9 MPa時，隨瓦斯壓力的增大，滲透率呈現(xiàn)快速降低趨勢。瓦斯壓力在0.9～1.5 MPa時，隨著瓦斯壓力的增大，滲透率呈現(xiàn)緩慢增長的趨勢。根據(jù)有效應(yīng)力理論，當(dāng)瓦斯壓力較小時，煤樣受到的有效應(yīng)力也較小，從而導(dǎo)致煤樣處于壓密狀態(tài)，煤樣孔隙、微裂隙閉合，致使煤樣整體滲透率降低。隨著瓦斯壓力的增大，有效應(yīng)力逐漸增加，致使微裂隙擴(kuò)展，出現(xiàn)瓦斯運(yùn)移的通道，煤樣的滲透率增大。因此，瓦斯壓力在一定范圍內(nèi)，其滲透率必然表現(xiàn)為先減小后增大的“V”字型變化。整個加載過程中，煤樣均處于一種壓密狀態(tài)，雖然后期出現(xiàn)了裂紋的擴(kuò)展和貫通，但此時受力狀態(tài)不能抵消煤樣壓密產(chǎn)生的效應(yīng)。因此，所產(chǎn)生的“V”字型變化為非對稱形式，且高瓦斯壓力滲透率不會超過初始狀態(tài)的滲透率。

煤樣主應(yīng)力的卸載，勢必導(dǎo)致有效應(yīng)力的降低，致使?jié)B透率升高。圖4的卸載點對應(yīng)的滲透率大于加載點可以驗證上述說法。工作面開采必然導(dǎo)致卸載，所以研究卸載滲透率更具有現(xiàn)場實際意義。由圖4可見，卸載與加載滲透率差值曲線整體變化不大，證明不同瓦斯壓力下，相同的開采速度，卸載對滲透率影響不大。通過細(xì)致分析可知，曲線呈現(xiàn)二次拋物線，瓦斯壓力為0.9 MPa時，卸載對滲透率最敏感，影響最大。

圖4 加卸載過程中瓦斯壓力對滲透率的影響

3.5 卸壓速度對煤樣滲透率的影響

三向應(yīng)力、瓦斯壓力和溫度均不變情況下，開展卸載速度對煤樣滲透率影響的研究。對實驗數(shù)據(jù)擬合，得到煤巖體滲透率與卸載速度間的關(guān)系函數(shù)(5)：

(5)

其中，K0，A，ω和vc為回歸常數(shù)。

擬合曲線如圖5所示。由圖5可知，加載到實驗路徑設(shè)定的條件時，測得滲透率在534.4 nm2附近波動，故采取線性擬合。出現(xiàn)該情況的主要原因是，選取的試樣非原煤煤樣，而是型煤煤樣，壓制出來的試樣均質(zhì)度較好，不存在缺陷、各向同性且連續(xù)，故相同實驗條件所得到的實驗結(jié)果具有一致性。通過對圖5中五種卸壓速度分析可知，曲線符合Gauss函數(shù)趨勢，前期呈現(xiàn)二次拋物線，后期趨于穩(wěn)定。將變化過程劃分為四個區(qū)間，分別為降低區(qū)、穩(wěn)定增長區(qū)、減速增長區(qū)和穩(wěn)定區(qū)。通過曲線趨勢可知，卸載速度在0.006 0～0.008 1 MPa/s時，隨著卸載速度的增加，滲透率處于減小趨勢。當(dāng)卸載速度達(dá)到0.008 1 MPa/s時，滲透率最小值為555.0 nm2。這主要原因是由于低速開采過程中，煤巖體支撐壓力和流變共同作用下，導(dǎo)致煤體破裂更為嚴(yán)重，裂隙貫通較多，滲透率較高。隨著開采速度的增大，流變產(chǎn)生的力學(xué)效果不再明顯，裂隙所占比重較低速開采時減少，故滲透率較低。達(dá)到極值點后，曲線開始增長。當(dāng)曲線處于0.008 1～0.012 4 MPa/s時，隨著卸載速度的增加，滲透率快速增長，此時工作面推進(jìn)速度越快，工作面煤體破裂效果越好，產(chǎn)生的貫通孔隙越多，越有助于瓦斯向工作面流動[20]。當(dāng)曲線處于0.012 4～0.015 2 MPa/s時，隨著卸載速度的增加，滲透率變化逐漸變緩。說明當(dāng)卸載速度增加到一定值后，對裂紋的擴(kuò)展效果逐漸減弱。當(dāng)卸載速度超過0.015 2 MPa/s時，滲透率基本保持不變，說明此時增加開采速度不能增加裂紋的數(shù)量。

圖5 卸載速度對滲透率的影響

綜上所述，煤礦以中等速度(卸載速度)推進(jìn)工作面時，煤體滲透率低，對工作面瓦斯排放效果較差。以高速或低速開采能在一定區(qū)間內(nèi)提高煤巖體滲透率，對瓦斯高效排放有一定幫助。但煤礦開采速度過低，將不能保證產(chǎn)量，所以低速開采提高滲透率不現(xiàn)實。高速開采可提高產(chǎn)量和提高煤巖體的滲透率，有助于安全高效開采，但通過實驗數(shù)據(jù)分析可知，工作面推進(jìn)速度(卸載速度)達(dá)到一定數(shù)值后，滲透率趨于穩(wěn)定，所以不能采用無限制提高推進(jìn)速度方法來提高滲透率。在煤礦工作面推進(jìn)過程中，需要保證合理的推進(jìn)速度，針對工作面涌出的瓦斯進(jìn)行及時抽放，對工作面頂板進(jìn)行及時支護(hù)。

3.6 卸荷滲透率定量分析

煤礦開采過程中，隨著工作面推進(jìn)，瓦斯壓力、地應(yīng)力、溫度和推進(jìn)速度一直處于動態(tài)調(diào)整過程中，其結(jié)果必然導(dǎo)致滲透率發(fā)生變化。通過上述控制變量法得到的實驗數(shù)據(jù)，綜合分析得到在復(fù)雜應(yīng)力路徑下卸荷煤樣滲透率定量公式(6)：

(6)

式中：α、β、γ、δ——權(quán)重。

4 結(jié) 論

(1)卸載前后，含瓦斯煤滲透率隨著溫度和水平方向應(yīng)力的增加均呈負(fù)指數(shù)的趨勢，且卸載過程對滲透率的影響逐漸降低。

(2)卸載前后，含瓦斯煤滲透率隨瓦斯壓力的增加呈“V”字型變化,且加卸載滲透率變化量很小。

(3)不同卸壓速度下，加載時含瓦斯煤滲透率基本保持不變,卸載時滲透率隨卸壓速度的增加呈現(xiàn)Gauss函數(shù)變化趨勢。將變化過程劃分為四個區(qū)間，分別為降低區(qū)、穩(wěn)定增長區(qū)、減速增長區(qū)和穩(wěn)定區(qū)。

(4)綜合分析得到了在復(fù)雜應(yīng)力路徑下卸荷煤樣滲透率定量公式。

致謝：

該研究獲得黑龍江省煤礦深部開采地壓控制與瓦斯治理重點實驗室開放課題的支持。

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(編校 王 冬)

Study on seepage law underlying low-permeability gas-bearing coal under coupling of solid-thermal-gas

LiuGang1，XiaoFukun1，YuHan2，HouZhiyuan2，ZhaoRongxin2，PangJianbao2

(1.Heilongjiang Ground Pressure & Gas Control in Deep Mining Key Laboratory,Heilongjiang University of Science & Technology, Harbin 150022, China;2.School of Mining Engineering, Heilongjiang University of Science & Technology, Harbin 150022， China)

This paper is focused on the prevention and control of coal and gas outburst disasters. The research consists of a systematic analysis of the effect of different temperature field, main stress field, gas pressure and unloading speed on the seepage characteristics of gas-bearing coal using solid-thermal-gas coupling true three axis device; a consequent development of the relationship between permeability and its qualitative and quantitative relationship; and a deeper analysis of the variation law behind the permeability of gas-bearing coal under various unloading paths. The results indicate that the gas permeability of gas-bearing coal exhibits change tendency of negative index, as is conditioned by a decrease in temperature and horizontal stress before and after unloading which has a gradually decreasing effect on permeability; along with an increasing gas pressure comes a “V” font change in permeability, suggesting a small amount of the variation in loading and unloading permeability; when subjected to different pressure relief velocity, the permeability remains unchanged if it is loaded; and when loaded, the permeability of gas-bearing coal shows a change trend of Gauss function, along with an increase in pressure relief velocity, representing the four different zones: the reduction zone， the stable growth area， the deceleration growth zone and the stable region. The comprehensive analysis provides a quantitative formula behind unloading coal sample permeability under complex stress path.

gas； seepage； unloading velocity； coupling of solid-thermal-gas； true three axis

2016-10-08

國家自然科學(xué)基金項目(51574115； 51374097； 51604100)

劉 剛(1986-)，男，吉林省農(nóng)安人，助教，碩士，研究方向：巖石力學(xué)，E-mail：18944630110@163.com。

10.3969/j.issn.2095-7262.2016.06.004

TD712; TD315

2095-7262(2016)06-0606-06

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